Расчет технологических схем дробления и измельчения руды

Размещено на http://www.allbest.ru//

ВЫСШЕЕ ГОСУДАРСТВЕННОЕ УЧЕБНОЕ ЗАВЕДЕНИЕ

ДОНЕЦКИЙ НАЦИОНАЛЬНЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра Обогащение полезных ископаемых

Курсовая работа

по дисциплине «Подготовительные процессы обогащения»

Расчет технологических схем дробления и измельчения руды

Выполнил(а) студент(ка) группы ОПИ-16

Шамаметова Дария Сергеевна

Донецк 2019



ЗАДАНИЕ

Рaссчитать технологическую схему дробления и измельчения руды при следующих дaнных. Производительность фабрики по исходной руде составляет 200 т/ч, руда средней твердости, плотность руды 3200 кг/м3. Максимальный размер кусков руды, поступающей на первую стадию дробления, dmax = 600 мм. Крупность конечного продуктa третьей стадии дробления 12 - 0 мм. Содержание расчетного классa - 0,074 мм в конечном сливе, поступающем нa обогащение, принять равным в19 = 78%. Содержание

классa -0,074 мм в соответствующих продуктaх принять по дaнным прaктики: в11 = 3.7%, в15 = 24 %, в16 = 40 %, в21 = 38 %.



РЕФЕРАТ

При выполнении курсовой рaботы по дисциплине «подготовительные процессы обогащения» мы рaссмотрели расчет технологических схем дробления и измельчения руды. В отчете мной были описаны машины и оборудование для дробления и измельчения руды.

СТРАНИЦ - 58, РИС. - 9, ТАБЛИЦЫ - 20, ИСТОЧНИКОВ - 4

ДРОБЛЕНИЕ, ГРОХОЧЕНИЕ, ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ, КЛАССИФИКАЦИЯ, ГРАНУЛОМЕТРИЧЕСКИЙ СОСТАВ, ЦИРКУЛИРУЮЩАЯ НАГРУЗКА, ДРОБИЛКА, ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ, КЛАССИФИКАТОР, ГИДРОЦИКЛОН



ВВЕДЕНИЕ

К подготовительным процессам относятся дробление, измельчение, а также процессы грохочения и классификации. При дроблении и измельчении происходит раскрытие минералов вследствие разрушения сростков минерала и породы. Образуется механическая смесь кусков разного минерального состава и крупности, разделяемая по крупности при классификации. Основная задача подготовительных процессов - раскрытие полезных минералов, подготовка минерального сырья по крупности, необходимой для последующего обогащения, усреднение сырья. Различные руды имеют разную вкрапленность минералов. Степень вкрапленности - отношение количества минерала, находящегося в сростках с породой, к общему количеству руды. Степень раскрытия - отношение количества свободных (раскрытых) зерен минерала к общему их количеству.Минеральное сырье, обрабатываемое на обогатительной фабрике, и получаемые из него продукты, являются сыпучими материалами с различной крупностью зерен. Процессы разделения сыпучих материалов на продукты различной крупности называются классификацией по крупности. Такое разделение выполняется двумя способами: грохочением и гидравлической или пневматической классификацией. При гидравлической классификации (в воде) применяются механические и гидравлические классификаторы, гидроциклоны. Пневматическая классификация применяется при пылеулавливании и при сухих методах обогащения.В разделах 1-4 приводятся расчет узла дробления и выбор соответствующего оборудования. Результаты расчета схемы дробления и выбора дробильных машин оформлено в виде таблиц. В разделе 5 приводится расчет вибрационных грохотов. В разделах 6-8 рассматриваются технологическая схема измельчения, ее расчет, выбор мельниц и классификаторов.



Гранулометрический состав исходной руды приведен в табл. 3.1. Схемы дробления и измельчения, которые необходимо рассчитать, представлены на рис. 3.1 и 3.2. На схеме (рис. 3.1) показаны размер выпускного отверстия дробилки е, размер отверстий сита грохота d и эффективность грохочения Е.

Тaблица 3.1 - Грaнулометрический состав исходной руды

N	Классы, мм	Выход, г, %	Суммарный выход, %
			сверху	снизу
1	300-150	20	20	100
2	150-100	15	35	80
3	100-50	16	51	65
4	50-25	20	71	49
5	25-12	15	86	29
6	12-0	14	100	14
7	Итого	100	-	0



Рисунок 3.1 - Трехстaдиальная схемa дробления



Рисунок 3.2 - Двухстaдиальная схемa измельчения

1. Расчет I стадии дробления

В результате расчетa необходимо определить выходы продуктов 2, 3, 4 (рис. 3.1) и гранулометрический состав дробленого продукта 4.

При выполнении рaсчета приняты следующие обозначения:

Q - выход продукта в тоннах;

г - выход продукта в процентах;

вn(d­0) - содержание расчетного класса (d-0) мм в соответствующем продукте, доли ед. (При выходе продукта равном 100 % содержание класса совпадает по величине с выходом этого класса).

Q ··вn(d­0) - количество класса (d-0) мм в соответствующем продукте в тоннах.

Количество продукта 2 (подрешетный продукт операции грохочения) определяется по формуле

Q2 = Q1 · в1(100-0) · E1.

Здесь Q1 = 200 т/ч (по заданию); в1(100-0) = 40% или 0.4 доли ед. (табл. 1, столбец 5, строка 5); E1.= 0.6 (рис. 3.1).

Q2 = 200 · 65 · 0.6 = 78 т/ч.

Количество продукта 3 (надрешетный продукт грохочения) определяется по разности количеств продуктов 1 и 2:

Q3 =Q1 - Q2 = 200 - 78 = 122 т/ч.

Выходы продуктов 2 и 3 вычисляются по соотношениям:

г2 = (Q2 / Q1) 100 = 78 : 200 · 100 = 39 %.

г3 = 100 - г2 = 100 - 39 = 61 %.

В расчетах принимается: Q3 = Q4 = 122 т/ч, г3 = г4 = 61 % (по схеме).

Определение гранулометрического состава продукта

При отсутствии практических данных ситового анализа дробленого продукта его гранулометрический состав определяется по типовой характеристике для руды заданной твердости. По ней же находят значения суммарных выходов сверху в зависимости от крупности дробленого материала. Крупность материала на типовой характеристике показана относительной величиной - в долях от минимальной ширины выпускного отверстия дробилки:

Z = d / e.

В расчетной схеме d1 = 100 мм, е1 = 100 мм (рис. 3.1). Находим относительную крупность для различных классов:

dкл. 1 = d 1 ,Z1 = d1 / e1 = 100 мм / 100 мм = 1;

dкл. 2 = 50 мм, Z2 = dкл. 2 / e1 = 50 / 100 = 0.5;

dкл. 3 = 25 мм, Z3 = dкл. 3 / e1 = 25 / 100 = 0.25;

dкл. 4 = 12 мм,Z4 = dкл. 4 / e1 = 12 / 100 = 0.12.

Используя типовую характеристику щековой дробилки находим гранулометрический состав продукта 4. Выход кусков крупностью более 100 мм определяется относительно точки на оси абсцисс, равной 1. Аналогично находится выход классов крупнее 50, 25, 12 мм. Полученный на графике суммарный выход по каждому продукту заносится в столбец 3 табл. 3.2, затем вычисляется частный выход по классам (столбец 2) и суммарный выход снизу (столбец 4). Пример показан на рис. 3.3.

Таблица3.2 - Гранулометрический состав дробленого продукта 4

Классы, мм	Выход, г ,%	Суммарный выход, %
		сверху	снизу
1	2	3	4
+100 100-50 50-25 25-12 12-0	20 42 18 12 8	20 62 80 92 100	100 80 38 20 8
Итого продукт 4	100	-	-



Определение гранулометрического состава продукта

Продукт 5 состоит из подрешетного продукта 2 и дробленого продукта 4. Количество нижнего класса (100-0) мм в продукте 5 равно сумме количества этого класса в питании грохота (продукт 1) и приращения его количества при дроблении. В зависимости от соотношения гранулометрического состава исходного продукта 1 и размера выпускной щели дробилки рекомендуются различные формулы для расчета состава продукта 5. Для схемы дробления (рис. 3.1) результаты, наиболее близкие к практическим данным, могут быть получены при использовании формулы:

в5(d-0) = в1(d-0) + в1(>d) · в4(d-0) .

Здесь в5(d-0) - содержание класса (d-0) в продукте 5, доли ед.;

в1(d-0) - содержание класса (d-0) в продукте 1, доли ед.;

в1(>d) - содержание класса (>d) в продукте 1, доли ед.;

в4(d-0) - содержание класса (d-0) в разгрузке дробилки (дробленом продукте 4) при питании ее классом крупнее е1 = 100 мм, доли ед.

Определяем по данной формуле выход соответствующих классов крупности снизу в дробленом продукте 5:



в5(100-0) = в1(100-0) + в1(>100) · в4(100-0) ,

где в1(100-0) = 0.65 (65%), в1(>100) = 0.35 (35%) - из табл. 3.1; в4(100-0) = 0.8 (80%) - из табл. 3.2.

С учетом этого:

в5(100-0) = 0.65 + 0.35 · 0.8 = 0.93 долей ед. или 93 %.

По аналогии для остальных классов крупности:

в5(50-0) = в1(50-0) + в1(>50) · в4(50-0) = 0.49 + 0.51 · 0.38 = 0.68 = 68 %;

в5(25-0) = в1(25-0) + в1(>25) · в4(25-0) = 0.29 + 0.71 · 0.2 = 0.43 = 43 %;

в5(12-0) = в1(12-0) + в1(>12) · в4(12-0) = 0.14 + 0.86 · 0.08 = 0.21 = 21 %.

Полученные значения заносятся в табл. 3.3, столбец 4. Затем на основании этих цифр рассчитывается частный выход классов (столбец 2) и суммарный выход сверху (столбец 3).

Таблица 3.3 - Гранулометрический состав продукта 5

Классы, мм	Выход, г, %	Суммарный выход, %
		сверху	снизу
1	2	3	4
+100 100-50 50-25 25-12 12-0	20 42 18 12 8	20 62 80 92 100	100 80 38 20 8
Итого	100	-	-

Количество продукта 5 составляет: г5 = 100 %, Q5 = 200 т/ч.

2. Расчет II стадии дробления

Расчет второй стадии дробления сводится к определению выходов продуктов 6, 7, 8 и гранулометрического состава продукта 9.

Грохочение во второй стадии дробления выполняется на рабочей поверхности с d2 = 30 мм, поэтому количество продукта 6 определяется по формуле:

Q6 = Q5 · в5(30-0) · E2 ,

где в5(30-0) - содержание класса (30-0) мм в продукте 5.

Для определения в5(30-0) по результатам табл. 3.3 (выход сверху) строится суммарная характеристика крупности продукта 5 (рис. 3.4).

Размещено на http://www.allbest.ru//

Рисунок 3.4 - Гранулометрический состав продукта 5

По данным рис. 3.4 в5(30-0) = 50 % или 0.5.

Тогда

Q6 = 200 · 0.5 · 0.8 = 80 т/ч ,

Q7 = Q8 = Q5 - Q6 = 200 - 80 = 120 т/ч;

Q8 = 120 т/ч

г6 = (Q6 / Q1) · 100 = 80 : 200 · 100 = 40 %;

г7 = (Q7 / Q1) · 100 = 120 : 200 · 100 = 60 %;

г8 = 60 % .

Определение гранулометрического состава продукта 8

Для определения гранулометрического состава продукта 8 используется типовая характеристика конусной дробилки. Для второй стадии дробления d2 = 30 мм, е2 = 30 мм. Находим относительную крупность для различных классов:

dкл. 1 = d 2 ,Z1 = d2 / e2 = 30 мм / 30 мм = 1;

dкл. 2 = 25 мм, Z2 = dкл. 2 / e2 = 25 / 30 = 0.8;

dкл. 3 = 12 мм, Z3 = dкл. 3 / e2 = 12 / 30 = 0.4 .

Используя типовую характеристику, находим гранулометрический состав продукта 8 и заполняем в описанном ранее порядке табл. 3.4. (заполняется столбец 3, столбцы 2 и 4 рассчитываются).

Таблица 3.4 - Грaнулометрический состав дробленого продукта 8

Классы, мм	Выход, %	Суммарный выход, %
		сверху,	снизу,
1	2	3	4
+30 30-25 25-12 12-0	32 9 31 28	32 41 72 100	100 68 59 28
Итого	100	-	-

Определение гранулометрического состава продукта 9

Гранулометрический состав продукта 9 определяется по аналогии с определением состава продукта 5 с использованием формулы:

в9(d-0) = в5(d-0) + в5(>d) · в8(d-0) .

Для второй стадии дробления:

в9(30-0) = в5(30-0) + в5(>30) · в8(30-0) .

Значения в5(30-0) , в5(>30) и в8(30-0) определяются с помощью данных рис. 3.4 и табл. 3.4 (графа 4).

в9(30-0) = в5(30-0) + в5(>30) · в8(30-0) = 0.5 + 0.5 · 0.68 = 0.84 или 84 %.

Аналогично для других классов крупности:

в9(25-0) = в5(25-0) + в5(>25) · в8(25-0) , в9(12-0) = в5(12-0) + в5(>12) · в8(12-0) .

Значения в5(25-0) = 0.43 = 43%, в5(>25) = 0.56 = 56% , в5(12-0) = 0.21 = 21%, в5(>12) = 0.79 = 79% принимаются из данных табл. 3.3; в8(25-0) = 0.59 = 59% , в8(12-0) = 0.28= 28% - из табл. 3.4. Тогда:

в9(25-0) = 0.43 + 0.56 · 0.59 = 0.77 = 77% ,

в9(12-0) = 0.21 + 0.79 · 0.28 = 0.43 = 43% .

Результаты расчета заносятся в табл. 3.5.

Таблица 3.5 -Гранулометрический состав продукта 9

Классы, мм	Выход, г, %	Суммарный выход, %
		Сверху	снизу
1	2	3	4
+30 30-25 25-12 12-0	16 7 34 43	16 23 57 100	100 84 77 43
Итого	100	-	-

Количество продукта 9 составляет: г9 = 100 %, Q9 = 200 т/ч.

3. Расчет III стадии дробления

Расчет III стадии дробления заключается в определении количества продукта Q''9 , а также циркулирующей нагрузки S. Продукт 9'' называется оригинальным питанием дробилки. Для вычисления Q''9 и Q''13 узел III стадии дробления (рис. 3.5,а) изображается в развернутом виде (рис. 3.5,б).

Расчет продуктов операции грохочения

Количество подрешетного продукта Q'9 определяется по формуле:

Q'9 =Q9 · в9(12-0) · E3 ,

где в9(12-0) - содержание класса (12-0) мм в продукте 9; в9(12-0).= 0.43 (43%) - из табл. 3.5.

Тогда

Q'9 = 200 · 0.43 · 0.65 = 56 т/ч .

Количество продукта Q''9 определяется из материального баланса:

Q''9 =Q9 - Q'9 = 200 - 56 = 144 т/ч.

Определение гранулометрического состава дробленого продукта 13

Гранулометрический состав продукта 13 определяется на основании типовой характеристики для конусной дробилки мелкого дробления. Для третьей стадии дробления d3 = 12 мм, е3 = 12 мм. Находим относительную крупность:

dкл. 1 = d 3 ,Z1 = d3 / e3 = 12 мм / 12 мм = 1.

Используя типовую характеристику, находим гранулометрический состав продукта 13 и заполняем в описанном ранее порядке табл. 3.6. (заполняется столбец 3, столбцы 2 и 4 рассчитываются).

Таблица 3.6 - Гранулометрический состав дробленого продукта 13

Класс, мм	Выход, г, %	Суммарный выход, %
		сверху	снизу
1	2	3	4
+12 12-0	45 55	45 100	100 55
Итого	100	-	-

Из данных табл. 3.6 следует, что содержание класса (12-0) мм в продукте 13 составляет в13(12-0) = 55% или 0.55.

Определение циркулирующей нагрузки S

Для определения циркулирующей нагрузки на дробилку, работающую в замкнутом цикле с грохотом, необходимо составить уравнение материального баланса данной схемы.

Количество подрешетного продукта 13ґ определяется из выражения:

Q'13 =Q13 · в13(12-0) · E3 .

Исходя из материального баланса по количеству материала в схеме:

Q13 =Q''9 + S .

Подставим это выражение в соотношение для количества подрешетного продукта вместо Q13 и получим:

Q'13 = ( Q''9 + S ) · в13(12-0) · E3 .

С другой стороны по схеме:

Q'13 =Q''9 .

Приравняем полученные выражения для Q'13 и найдем S:

Q''9 = ( Q''9 + S ) · в13(12-0) · E3 ,

Q''9= Q''9 · в13(12-0) · E3 + S · в13(12-0) · E3 ,

Q''9 - Q''9 · в13(12-0) · E3 = S · в13(12-0) · E3 ,

Q''9 · ( 1 - в13(12-0) · E3 ) = S · в13(12-0) · E3 ,

S = Q''9 · ( 1 - в13(12-0) · E3 ) / ( в13(12-0) · E3) .

S = 170 · (1 - 0.55 · 0.65) / (0.55 ·0.65) = 305 т/ч.

Выполним проверку, исходя из схемы на рис. 3.5,б:

Q11 =Q'9 + Q''9 =56+ 144= 200 т/ч.

Продукт 11 имеет крупность (12-0) мм, т.е. в11(12-0) = 1 или 100 %.

Дробилка, работающая в замкнутом цикле, выбирается по оригинальному питанию - по продукту Q''9, а грохот - по общему питанию с учетом циркулирующей нагрузки S.

Результаты расчета схемы дробления и грохочения приведены в табл. 3.7.

Таблица 3.7 - Результаты расчета схемы дробления и грохочения

Операция	Поступает, т/ч	Выходит, т/ч
Грохочение, d1=100мм	Q1=200	Q2=78
		Q3=122
		Q1=200
I дробление, e1 =100мм	Q3=122	Q4=122
Грохочение, d2=30мм	Q2=78	Q6=80
	Q4=122	Q7=120
	Q5=200	Q5=200
II дробление, e2=30мм	Q7=120	Q8=120
Грохочение, d3=12мм	Q6=80	Q9=200
	Q8=120
	Q9=200
III дробление, e3=12мм	Q"9=144	Q'13=Q"9=144
	S=259	S=259

Крупность циркулирующего продукта остается постоянной.

4. Выбор оборудования для дробления

. Крупное дробление

По заданию известно, что максимальный размер куска в питании dmax = 600 мм. В рабочем пространстве дробилки кусок материала должен свободно укладываться. Для этого необходимо, чтобы выполнялось условие:

В = (1.15 - 1.25) dmax ,

дробление грохочение оборудование

где В - ширина загрузочного отверстия дробилки.

В = 1.25 · 225 = 270 мм.

Тип дробилки выбирается из книги [1, 2 или 3]. Дробление руды с максимальным размером куска 750 мм и шириной выпускного отверстия е1 = 100 мм может осуществляться в щековых или конусных дробилках крупного дробления (по двум вариантам):

1. В щековой дробилке 9х12;

2. В конусной дробилке ККД - 900.

При ширине выпускного отверстия е1 = 100 мм производительность щековой дробилки для кварцевой руды по каталогу составляет 100 м3/ч. При этом плотность руды кварцевой руды д = 2.7 т/м3, а насыпная плотность дн = 1.6 т/м3.

Массовая производительность дробилки по каталогу:

Qк = 62 · 1.6 = 99,2 т/ч.

Для заданной руды необходимо ввести поправку на плотность. Тогда фактическая производительность Qф будет:

Qф =Qк ·д / 2.7 = 99,2 · 3.2 / 2.7 = 118 т/ч.

Необходимое количество дробилок вычисляется по формуле:

n = Q3 / Qф = 122 : 118 = 1.0

Принимаем n = 1шт.

Коэффициент загрузки определяется из соотношения:

Кз =( Q3 / Qф ) · 100 = (122 : 118) · 100 = 82 %.

Цена дробилки 4 780 000 гр., вес 69.6 т, установочная мощность двигателя 100 кВт.

В качестве второго варианта рассмотрена конусная дробилка крупного дробления ККД - 900/140. При ширине выпускного отверстия е1= 100мм объемная нагрузка по каталогу составляетQк = 550 м3/ч, массовая нагрузка Qк. м. = 1.6 · 220 = 352 т/ч.

С учетом поправки на плотность руды фактическая нагрузка составит

Qф =Qк ·д / 2.7 = 352 · 3.2 / 2.7 = 379 т/ч.

Необходимое количество дробилок в этом случае:

n = Q3 /Qф = 122 : 379 = 0.3.

Принимаем n = 1шт.

Коэффициент загрузки:

Кз =( Q3 / Qф ) · 100 = (122 : 379) · 100 = 30 %.

Цена дробилки 16 986 000 гр., вес 164 т, установочная мощность двигателя 250 кВт.

Сравнение вариантов приведено в табл. 3.8.

Таблица 3.8 - Сравнительные данные дробилок ЩДП и ККД

Тип дробилки	Количе-ство, шт.	Коэффици-ент загрузки, %	Произво-дитель-ность, т/ч	Мощность двигателя, кВт	Вес, т	Стоимость, тыс. гр.
						единицы	всего
ЩДС-11-6х9 КСД 1200	1 1	100 30	118 379	75 110	2,5 41,2	11500 48360	11500 48360

После сравнения технико-экономических показателей принимается к установке в первой стадии дробления щековая дробилка ЩДС-11-6х9(1 шт).

Среднее дробление

На II стадию дробления будут поступать куски максимальным размером dmax = e1 · z. Значение z принимается из источника. Для руды средней твердости для среднего дробления z = 1.8-2.0. Тогда:

dmax = 100 · 1.8 = 180 мм.

Для дробления руды с таким максимальным размером куска пригодна конусная дробилка среднего дробления КСД 1200 2, в которой ширина разгрузочной щели и производительность могут регулироваться в следующих пределах: е = 20-50 мм, Q = 70-105 м3/ч.

При заданной ширине разгрузочного отверстия (е2 = 30 мм) объемная производительность определяется по каталогу интерполяцией следующим образом:

Тогда, как и при расчете операции крупного дробления, определяются:

Qк = 105 - [(105 - 70) / (50 - 20)] · (50 - 30) = 82 м3/ч.

Qк = 82 · 1.6 = 131.2 т/ч.

Qф = Qк · д / 2.7 = 131.2 · 3.2 : 2.7 = 154.9 т/ч.

Необходимое количество дробилок будет:

n = Q7 :Qф = 139.2 : 154.9 = 0.77. Принимается n = 1 шт.

Кз = ( 139.2 : 156.8 ) · 100 = 77%.

Вес дробилки 24т, мощность двигателя 75 кВт, стоимость 2 630 000 гр.

Мелкое дробление

На III стадию дробления будут поступать куски максимальным размером dmax = e2 · z. Для руды средней твердости для мелкого дробления z = 2.2-2.5. Тогда:

dmax = 30 · 2.2 = 66 мм.



Руду с таким максимальным размером куска можно дробить в конусной дробилке мелкого дробления КМД 1750 1, в которой ширина разгрузочной щели и производительность регулируются в пределах: е = 5-15 мм, Q = 40-120 м3/ч.

При заданной ширине разгрузочного отверстия (е2 = 12 мм ) объемная производительность определяется по каталогу интерполяцией следующим образом:

Тогда:

Qк = 120 - [(120 - 40) / (15 - 5)] · (15 - 12) = 96 м3/ч.

Qк = 96 · 1.6 = 153.6 т/ч.

Qф = Qк · д / 2.7 = 153.6 · 3.2 : 2.7 = 182т/ч.

Необходимое количество дробилок будет:

n = Q''9 :Qф = 170 : 181 = 0.79. Принимается n = 1 шт.

Кз = ( 170 : 181 ) · 100 = 79 %.

Вес дробилки 47 т, мощность двигателя 160 кВт, цена 3 340 000 гр.

Результаты расчета и выбора оборудования приведены в табл. 3.9.



Таблица 3.9 - Основные характеристики дробилок

Параметры	Стадии дробления
	Крупное	Среднее	Мелкое
Тип дробилки	ЩДС-11-6х9	КСД 1200	КМД 1750
Ширина разгрузочной щели, мм	100	30	12
Производительность, т/ч	118	154,9	182
Коэффициент загрузки, %	100	77	79
Количество, шт.	1	1	1
Мощность двигателя, кВт	75	75	160
Вес, т	2,5	24	47
Стоимость, тыс. гр.	11500	2630	3340

5. Выбор оборудования для грохочения

I стадия грохочения

По заданию размер отверстия сита на I стадии грохочения d1 = 100 мм. Для классификации по заданному размеру принимаем неподвижный грохот (колосниковый). Необходимая площадь грохочения определяется по формуле:

Fн = Q / 2.4b, м2.

Здесь Q - количество поступающего материала, т/ч;

b- расстояние между колосниками, мм.

Необходимая площадь грохочения составит:

Fн = 200 / 2.4 100 = 0.83 м2.



С другой стороны, по условиям транспортирования материала колосниковый грохот следует рассматривать как желоб. При этом должно выполняться условие:

B ? 3 dmax ,

где B - ширина колосниковой решетки. В = 3 · 0.6 = 1.8 м.

Длина колосниковой решетки L должна быть не менее 1 м. Тогда площадь колосникового грохота будет:

F = B · L = 1.8 · 1 = 1.8 м2.

Принимаем к установке один колосниковый грохот с площадью 1.8 м2.

II стадия грохочения

На второй стадии дробления для грохоченияобычно устанавливают вибрационные грохоты. Необходимая площадь рабочей поверхности вибрационных грохотовFопределяется по удельным нагрузкам с учетом поправочных коэффициентов:

F(d) = Q / (qдklmnop ), м2,

где Q- нагрузка на грохот, т/ч;

q-удельная производительность (нагрузка на 1 м2поверхностисита), м3/ч·м2 [3].

д - насыпной вес материала,

k- коэффициент, учитывающий влияние на процессгрохочения мелких классов (размером меньше половины отверстия сита);

l- коэффициент, учитывающий влияние на процесс грохочения крупных кусков (больше размера отверстия сита);

m- коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;

n-коэффициент, учитывающий форму зерен;

o- коэффициент, учитывающий влажность материала;

p- коэффициент, учитывающий вид грохочения.

Значения поправочных коэффициентов для расчета площади вибрационных грохотов приводятся в различных учебниках, в частности в источниках [2, 3]. Определим значение коэффициента k.

При диаметре отверстия ситаd2 = 30 мм зерна с размером менее половины размера отверстий сита считаются мелочью:

класс (0.5 · d2 - 0) = (15 - 0 ) мм - мелочь.

На грохочение поступает продукт 5 (табл. 3.3). По характеристике крупности продукта 5 (рис. 3.4) определяется содержание класса (15-0)мм: в(15-0) = 20 %. Тогда k = 0.6.

Для определения коэффициента l находится содержание класса +30 мм в продукте 5, которое составляет в+30 = 62 %. Тогда путем интерполяции табличных данных находим, что l = 1.41.

Для сита с диаметром отверстий 30 мм и заданными условиями грохоченияq = 33.5 м3/ч·м2. При эффективности грохочения Е2 = 80% коэффициент m = 1.3. Коэффициенты n, o и p равны 1.

Расчетная площадь поверхности сита составит:

F(30) = 200 : ( 33.5 · 1.8 · 0.83 · 0,68 · 1.3 · 1 · 1 · 1 ) = 3.15 м2.

Выбирается грохот ГИТ-51 с площадью рабочей поверхности Fгр = 6.12 м2. Необходимое количество грохотов:

n = F(30) / 0.7 · Fгр = 3.15 : ( 0.7 · 6.12 ) = 0.7.

К установке во второй стадии принимается 1 грохот ГИТ-51.

III стадия грохочения

В третьей стадии грохочение осуществляется на грохоте с размером отверстия сита d3 = 12 мм. Удельная производительность грохота с таким размером отверстий сита определяется интерполированием табличных данных и составляет q = 21.2 м3/ч·м2.На Ш стадию грохочения поступает продукт 9.По гранулометрическому составу продукта 9 (табл. 3.5) строится его характеристика крупности (рис. 3.6) и находится выход продукта 6 - 0 мм. Из данных рис. 3.6 следует, что в (6-0) = 10 %.

Рисунок 3.6 - Гранулометрический состав продукта 9

По аналогии с расчетом второй стадии грохочения определяются поправочные коэффициенты для условий грохочения в третьей стадии:

k = 0.4; l= 1.86 при в+12 = 77 %, m = 1.75 при Е3 = 0.65, n = 1, o = 1,p = 1.

На грохот поступает продукт 9 и циркулирующая нагрузка S:



Q = Q9 + S = 200 + 305 = 505 т/ч.

Тогда необходимая площадь грохочения будет:

F12 = 505 / ( 21.2 · 1.8 · 0.4 · 1.86 · 1.75 · 1 · 1 · 1 ) = 10.2 м2.

Принимается к установке грохот ГИТ-71 с площадью рабочей поверхности Fгр =12.5 м. Необходимое количество грохотов:

n = F(12) / 0.7 · Fгр = 10.2 : ( 0.7 · 12.5 ) = 1.2.

К установке может быть принято 2 грохота ГИТ-71. Однако, с целью улучшения загруженности грохотов целесообразно принять 2 грохота меньшего типоразмера ГИТ-61 с площадью просеивающей поверхности 8 м2. Проверяем необходимое количество этих грохотов:

n = 10.2 : ( 0.7 · 8 ) = 1.8 .

Принимаются к установке в третьей стадии грохочения 2 грохота ГИТ-61.

Результаты расчетов и выбора оборудования для грохочения приведены в табл.3.10.

Таблица 3.10 - Основные характеристики грохотов

Наименование	Основные характеристики	Количество, шт	Производительность,т/ч	Мощность двигателя,кВт	Вес,т
Колосниковая решетка	F=1,8м2 d=100м	1	200	-
ГИТ-51	F=6,12м2 d=30м	1	200	20	8,9
ГИТ-61	F=12 м2 d=8м	2	459	28	7,26



6. Расчет технологической схемы измельчения

I стадия измельчения

В результате расчета определяются Q14, Q15, Q16, Q17 (рис. 3.2). Расчеты ведутся на основе уравнений материального баланса:

Q11 = Q16 = Q19 = 200 т/ч; Q14 = Q11 + Q17; Q14 = Q13 .

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса - 0,074мм в питании классификатора и его продуктах имеет вид:

Q15 · в15 = Q16 · в16 +Q15 · в15 ,

где Q · в- количество класса - 0,074мм в соответствующих продуктах.

С учетом уравнений материального баланса получим:

( Q11 + Q17 ) · в15 = Q11 · в16 + Q17 · в17 .

Для первой стадии измельчения циркулирующей нагрузкой является продукт Q17:

где в15 , в16,в17 - содержание класса - 0,074 мм в сливе мельницы, сливе и песках классификатора, соответственно, которые принимают по данным практики (табл. 3.11).



Таблица 3.11 - Характеристика продуктов классификации

Крупность слива при 95%-ном содержании класса, мм	Содержание класса - 0,074 мм, %
	в сливе	в песках
0,4-0	35-45	3-5
0,3-0	45-55	5-7
0,2-0	55-65	6-9
0,15-0	70-80	8-12
0,1-0	80-90	9-15
0,074-0	95	10-16

II стадия измельчения

Для определения оригинального питания мельницы II стадии измельчения технологический узел (рис. 3.7) представляется в развернутом виде (рис. 3.8). Оригинальным питанием мельницы является продукт Q'18 .

Рис. 3.7 - Технологическая схема второй стадии измельчения



Рис. 3.8 - Технологическая схема узла второй стадии измельчения в развернутом виде

Уравнения материального баланса по количеству материала :

Q11 = Q16 .

Q16 = Q"18 + Q'18 .

Отсюда Q"16 = Q14 - Q'16 .

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса в схеме:

Q16 · в16 = Q"18 ·в"18 + Q'18 · в'18 .

Hoв"18 = в'19 иQ"18 = Q14 - Q'16 .

Тогда

Q16 · в16 = ( Q16 - Q'18 ) · в19 + Q'18 · в'18 .

Решаем это уравнение относительно Q'18 (оригинальное питание мельницы):



Известно, что в19 = 78%, в16 = 40% (по заданию); в'18 = в''21 = 12% (из табл. 3.11). Тогда

Q'18 = 200 · ( 0.78 - 0.4 ) / ( 0.78 - 0.12 ) = 115 т/ч.

Q"18 = Q16 - Q'18 = 200 - 114 = 85 т/ч.

Определение циркулирующей нагрузки во II стадии:

Уравнение материального баланса по количеству расчетного класса имеет вид:

( Q'18 +Q'21 ) · в19 = Q"21 · в19 + Q'21 · в'21 .

Так как Q"21 = Q'18 , то

Q'18 · в21 + Q'21 · в21 = Q'18 · в19 + Q'21 · в'21.

Отсюда после преобразований

.

в'21 = 12% (из табл. 3.11); в19 = 78%, в21 = 38% (по заданию). Тогда

Q'21 = 115 · ( 0.78 - 0.38 ) / ( 0.38 - 0.12 ) = 177 т/ч.

Q20 = Q'21 + Q'18 = 115 + 177 = 292 т/ч.

Q19 =Q11 = 200 т/ч.

Результаты расчета технологической схемы измельчения приведены в табл. 3.12.



Таблица 3.12 - Результаты расчета схемы измельчения

Операция	Поступает, т/ч	Выходит, т/ч
I стадия измельчения	1.Дробленый продукт Q11 = 200. 2. Циркулирующая нагрузка Q17 = 160. Всего Q12 = 368.4	Разгрузка мельницы Q13 = 368.4
I стадия классифика-ции	Разгрузка мельницы Q15 = 360	1. Слив Q16 = 200 2. Пески Q17 = 160 Всего Q15 = 360
II стадия классифика-ции	1. Слив Q16 = 200 2. Разгрузка мельницы Q21 = Q20 = 289.56 Всего Q18 = 489.56	1. Слив Q19 = 200 2. Пески Q'19 = 114 3.Циркулирующая нагрузка Q'21 = 177. Всего 489.56
II стадия измельчения	1. Пески Q'18 = 114 2. Циркулирующая нагрузка Q'21 = 175.56. Всего Q20 = 282	Разгрузка мельницы Q21 = 289.56

По приведенным нагрузкам в операциях производится выбор оборудования. При этом необходимо учесть, что мельницы выбираются по оригинальному питанию (без учета циркулирующей нагрузки), а классификаторы - по общему продукту (с учетом циркулирующей нагрузки).

7. Выбор оборудования для измельчения

На производительность мельниц по готовому конечному продукту влияют следующие факторы:

измельчаемость руды;

крупность дробленого продукта, поступающего в мельницу;

крупность слива классификатора;

тип и размер мельницы;

способ разгрузки материала из мельницы;

частота вращения барабана мельницы;

масса и крупность шаров;

отношение Ж:Т в питании мельницы;

величина циркулирующей нагрузки;

заполнение мельницы пульпой

эффективность работы классификатора.

Первые три фактора характеризуют поступающий и выходящий продукты, а четвертый и пятый - конструкцию мельницы. Остальные регулируются во время работы мельницы и классификатора.

При проектировании технологических схем измельчения различие в измельчаемости руды, крупности дробленого продукта, типе и размере мельниц, способе разгрузки материала из мельницы учитывают специальные коэффициенты. Все остальные факторы можно учесть суммарно в виде удельной производительности работающей мельницы на испытательном стенде или на фабрике.

Удельная производительность мельницы по готовому конечному продукту измельчения (количество вновь образованного при измельчении класса - 0.074 мм) определяется из уравнения:

Q( вк - вн ) = q1V,

где Q -производительность по исходному продукту, т/ч,

вк - содержание класса -0,074 мм в сливе классификатора, доли ед.;

вн - содержание класса -0,074 мм в исходном продукте, доли ед;

q1 - удельная производительность по классу - 0,074 мм, приходящаяся на 1 м3 рабочего объема мельницы, т/ч;

V - рабочий объем мельницы, м3.

Из основного уравнения определяем:

По данным практики принимается q1 = 0.63 т / чм3.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц

Удельная производительность проектируемых мельниц определяется из соотношения:

qпр = q1KкKиKDKт , т/ч м3,

где Kк - коэффициент, учитывающий различие крупности исходного питания на действующей мельнице и на проектируемой установке;

Kи - коэффициент, учитывающий различие в измельчаемости;

KD - коэффициент, учитывающий различие в диаметре мельницы;

Kт - коэффициент, учитывающий тип мельницы по способу разгрузки материала.

Если на проектируемой и действующей фабриках крупность и тип руды аналогичны, то коэффициенты Kк и Kи равны 1. Коэффициент

где D1вн и D2вн - внутренние диаметры мельниц на действующей и проектируемой фабриках.

Если предусматривается переход от мельницы с центральной разгрузкой к мельнице с разгрузкой через решетчатую диафрагму, то Kт = 1.15. В обратном случае

Kт = 1 / 1.15 = 0.86 .

На I стадии измельчения можно установить различные стержневые мельницы с центральной разгрузкой:

1-й вариант-2100х3000мм, V = 8.8 м3.

2-й вариант-2700х3600мм, V = 18 м3.

3-й вариант-3200х4500мм, V = 32 м3.

На II стадии можно установить шаровые мельницы с разгрузкой через решетчатую диафрагму. Возможные варианты:

1-й вариант-2700х2100мм, V = 10 м3.

2-й вариант-2700х2700мм, V = 13 м3.

3-й вариант-3200х3100мм, V = 22 м3.

Определение KD для принятых вариантов

Суммарная толщина футеровки барабана мельницы принимается равной 0.15 м.

Для стержневых мельниц I стадии:

1-й вариантKD = [(2.1 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.

2-й вариант KD= [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

3-й вариант KD = [(3.2 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.25.

Для шаровых мельниц II стадии:

I-й вариант KD = [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

2-й вариантKD = [(2.7 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.14.

3-й вариантKD = [(3.2 - 0.15) / (2.1 - 0.15)] 0.5 = 1.25.

Определение удельной производительности проектируемых к установке мельниц по вновь образованному классу

qпр = q1Kк Kи KDKт , т/ч м3.

Для стержневых мельниц I стадии:



1-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1 · 1 = 0.63 т/ч м3.

2-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м3.

3-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м3.

Для II стадии:

1-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м3.

2-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1.14 · 1 = 0.72 т/ч м3.

3-й вариантq = 0.63 · 1 · 1 · 1.25 · 1 = 0.79 т/ч м3.

Определение возможной производительности мельниц по исходному питанию

Для стержневых мельниц I стадии измельчения исходным питанием является дробленый продукт Q11 = 200 т/ч. Возможная производительность мельницы по вновь образованному классу определяется из соотношения:

Qв = q1 V / ( в16 - в11 ),

где в16 = 40%, в11 = 3.7% (по заданию).

Для I стадии

I-й вариант Qв = 0.63 · 8.8 / ( 0.40 - 0.037) = 15.27 т/ч .

2-й вариант Qв = 0.72 · 18 / ( 0.40 - 0.037) = 35.7 т/ч .

3-й вариант Qв = 0.79 · 32 / ( 0.40 - 0.037) = 69.64 т/ч .

Для II стадии измельчения исходным питанием является продукт Q'18 = 114 т/ч. Возможная производительность мельницы

Qв = q1 V / ( в19 - в16 ),

Для II стадии:

1-й вариант Qв = 0.72 · 10 / ( 0.78 - 0.40) = 18.95 т/ч .

2-й вариант Qв = 0.72 · 13 / ( 0.78 - 0.40) = 24.63 т/ч .

3-й вариант Qв = 0.79 · 22 / ( 0.78 - 0.40) = 45.74 т/ч .

Определение необходимого числа мельниц

Количество мельниц для I стадии:

n = Q11 / Qв .

1-й вариант n = 200 : 15.27 = 13.1, (n1 = 14 шт.) .

2-й вариант n = 200 : 35.7 = 5.6, (n2 = 6 шт.) .

3-й вариант n = 200 : 69.64 = 2.87, (n3 = 3 шт.) .

Количество мельниц для II стадии:

n = Q'18 / Qв .

1-й вариант n = 114 : 18.95 = 6.02, (n1 = 7 шт.) .

2-й вариант n = 114 : 24.63 = 4.63, (n2 = 5 шт.) .

3-й вариант n = 114 : 45.74 = 2.49, (n3 = 3 шт.) .

Определение фактической нагрузки на одну мельницу

Для I стадии измельчения:

Qф = Q11 / n1 .

1-й вариант Qф = 200 : 14 = 14.28 т/ч .

2-й вариант Qф = 200 : 6 = 33.3 т/ч .

3-й вариант Qф = 200 : 3 = 66.7 т/ч .

Для II стадии измельчения:

Qф = Q'18 / n2 .

1-й вариант Qф = 114 : 7 = 16.28 т/ч .

2-й вариант Qф = 114 : 5 = 22.8 т/ч .

3-й вариант Qф = 114 : 3 = 38 т/ч .

Определение коэффициентов загрузки мельницы по вариантам

Коэффициент загрузки определяется из соотношения:

Кз = ( Qф / Qв ) · 100, % .

Для I стадии измельчения:

1-й вариант Кз = ( 14.28 : 15.27 ) · 100 = 93.52% .

2-й вариант Кз = ( 33.3 : 35.7 ) · 100 = 93.28% .

3-й вариант Кз = ( 66.7 : 69.24 ) · 100 = 96.33% .

Для II стадии:

1-й вариантКз = ( 16.28 / 18.95 ) · 100 = 85.9% .

2-й вариант Кз = ( 22.8 : 24.63 ) · 100 = 92.57% .

3-й вариант Кз = ( 38 : 45.74 ) · 100 = 83.1% .

Результаты расчета сведены в табл. 3.13.



Таблица 3.13 - Сравнение вариантов выбранных мельниц

Вари-ант	DxL, мм	Коли-чество, шт.	Кз, %	Мощность, квт	Вес, т
				единицы	общая	единицы	общий
I стадия измельчения
1	МСЦ 2100х3000	14	93.5	200	2800	52	728
2	МСЦ 2700х3600	6	93.3	400	2400	81	486
3	МСЦ 3200х4500	3	96.3	800	2400	140	560
II стадия измельчения
1	МШР 2700х2100	7	85.9	315	2205	67	469
2	МШР 2700х2700	5	92.6	315	1575	71	355
3	МШР 3200х3100	3	83.1	630	1890	97	291

В связи с тем, что стоимость мельниц пропорциональна весу металла, затраченного на ее изготовление, и из удобства компоновки для I стадии принимаем 2-й вариант и для II стадии 3-й вариант. Сравнив показатели, можно сделать вывод, что для реализации в проекте такое соотношение мельниц будет наиболее целесообразным из рассмотренных вариантов.

8. Выбор классификаторов и гидроциклонов

Для работы в замкнутом цикле с мельницами устанавливаются:

- на первой стадии спиральные классификаторы, обеспечивающие грубый слив;

- на второй стадии гидроциклоны, слив которых является питанием обогатительных аппаратов.

Классификаторы и гидроциклоны выбираются по их производительности. Производительность классификатора с не погруженной спиралью по сливу определяется по эмпирической формуле

Qc = 4.55 mKвKдKбKcD1.765 .

Здесь Qc - производительность по твердому материалу в сливе, т/ч;

m - число спиралей классификатора;

Kв- поправочный коэффициент на крупность слива (табл. 3.14)

Kд- поправочный коэффициент на плотность классифицируемого материала, Kд= д / 2.7;

Kб- поправочный коэффициент на угол наклона б днища классификатора (при б = 16-180 Кб = 1.06-1);

Кс - поправочный коэффициент на заданное содержание твердого в сливе.

Отсюда

D1.765 = Qc / 4.55 mKвKдKбKc .

Значения поправочных коэффициентов определяются с учетом следующих поправок.

1. Поправка на крупность слива. По заданию содержание расчетного класса в сливе I стадии классификации в16 = 40%. По табл. 3.11 находим, что крупность слива классификатора составит 95% класса 0-0,4 мм. По табл. 3.14 определяем коэффициент Kв= 1.96.

Таблица 3.14 - Значения коэффициента Kв, учитывающего крупность слива

Номиналь-ная крупность слива d95, мм	Параметры
	содержание в сливе класса, %	разжижен-ностьR2.7	содержание твердого в сливе, %	значение Kв
	-0.074 мм	-0.045 мм
1.17	17.0	11.0	1.3	43.0	2.5
0.83	23.0	15.0	1.5	40.0	2.37
0.59	31.0	20.0	1.6	38.0	2.19
0.42	41.0	27.0	1.8	36.0	1.96
0.30	53.0	36.0	2.0	33.0	1.7
0.21	65.0	45.0	2.33	30.0	1.41
0.15	78.0	50.0	4.0	20.0	1.0
0.10	88.0	72.0	4.5	18.0	0.67
0.074	95.0	83.0	5.7	16.5	0.46

2. Поправка на плотность руды Kд = 3.2 : 2.7 = 1.18.

3. Поправка на угол наклона классификатора. При б = 170Kб = 1.03.

4. Поправка на заданную плотность слива. Коэффициент Kс находится в зависимости от соотношения Rт:R2.7 . Здесь Rт - требуемое соотношение Ж:Т в сливе классификатора (по условиям последующего технологического процесса), обычно Rт принимается в пределах 1-1.5; R2.7 - базисное отношение Ж:Т (см. табл. 3.14). В соответствии с заданием по табл. 3.14 находится значение R2.7 = 1.8 (при d95 = 0.42 мм). При Rт :R2.7 = 1.4 : 1.8 = 0.78 ? 0.8 и д = 3.2 т/м3 определяется значение Кс = 0.98 (по табл. 3.15).

Таблица 3.15 - Значение коэффициента Кс, учитывающего разжижение слива

Плотность руды, т/м3	Отношение Rт:R2.7
	0.6	0.8	1.0	1.2	1.5
2.7	0.73	0.86	1.0	1.13	1.33
3.0	0.77	0.93	1.07	1.23	1.44
3.2	0.82	0.98	1.15	1.31	1.55
3.5	0.85	1.02	1.2	1.37	1.63

Определение диаметра спирали классификатора

Для односпирального классификатора, работающего в замкнутом цикле с мельницей, производительность по сливу будет:

Qc = Q15 / n = 200 : 6 = 33.3 т/ч.

где Q15 - производительность по сливу (см. схему, рис. 3.2 и табл. 3.12);

n - число мельниц по принятому варианту, (табл. 3.13).

Диаметр спирали

D1.765 = Qc / 4.55 mKвKдKбKc=

= 33.3 : (4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98) = 3.14 м.

Для двухспирального классификатора

D1.765 = 1.57 м.

Для упрощения расчетов в табл. 3.16 приводятся значения D1.765 и D3 для стандартных классификаторов.

Таблица 3.16. Значения D1.765 и D3 для стандартных классификаторов

D, м	0.3	0.5	0.75	1.0	1.2	1.5	2.0	2.4	3.0
D1.765	0.12	0.27	0.6	1.0	1.38	2.04	3.4	4.7	6.97
D3	0.027	0.111	0.422	1.0	1.73	3.38	8.0	13.62	27.0

Наиболее близкими стандартными классификаторами к полученному расчетному значению являются односпиральный классификатор с диаметром спирали D = 2 м или двухспиарльный классификатор с диаметром спирали D = 1.2 м.

Проверяем расчетную производительность по сливу односпирального классификатора при D = 2 м.

Qc = 4.55 mKвKдKбKcD1.765 =

= 4.55 · 1 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 3.4 = 36.1 т/ч.

Производительность двухспирального классификатора при диаметре спиралей D = 1.2 м по сливу составит:

Qc = 4.55 · 2 · 1.96 · 1.18 · 1.03 · 0.98 · 1.38 = 29.32 т/ч.



Для обеспечения требуемой производительности может быть принят двухспиральный классификатор с диаметром спиралей 1.5 м. Недостаток расчетной производительности находится в пределах точности расчета (10 %). Следует принять менее габаритный, более простой односпиральный классификатор со спиралью диаметром D = 2 м. Проверяем производительность выбранного классификатора по пескам. Она определяется по формуле:

Qп = 5.45 · m · D3 · n · ( д / 2.7 ) · Kб ,

где n - частота вращения спиралей, мин-1.

Принимаем частоту вращения спиралей n = 2 мин-1. Тогда

Qп = 5.45 ·1 · 8 · 2 ·1.18 · 1.03 = 106 т/ч.

По расчету технологической схемы на I стадии измельчения принято к установке 6 мельниц, которые обычно работают в паре с классификаторами. Необходимое количество песков

Qп = Q17 / n .

Здесь Q17 - количество песков по схеме (см. табл. 3.12);

n -количество мельниц.

Тогда

Qп = 168.4 : 6 = 28.07 т/ч.

Таким образом, выбранный классификатор обеспечивает производительность по пескам даже при наименьшей частоте вращения спиралей. Окончательно принимаем к установке классификатор 1КСН-20. Необходимое количество классификаторов - 6 шт.

Вторая стадия классификации производится в гидроциклонах. Количество гидроциклонов определяется по формуле:

i = KнWоп / Wп ,

где Kн-коэффициент неравномерности подачи питания (Kн= 1.15);

Wоп-количество пульпы, поступающее на классификацию в гидроциклонах, м3/ч;

Wп -производительность одного гидроциклона по исходной пульпе, м3/ч.

Для того чтобы выбрать гидроциклон, необходимо знать номинальную крупность слива, которую он должен обеспечить. За номинальную крупность принят такой размер отверстий сита, на котором остается 5% твердого продукта, содержащегося в сливе.

Зависимость между содержанием класса 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и номинальной крупностью приведена в табл. 3.17.

Таблица 3.17 - Зависимость между содержанием класса - 0,074 мм в сливе мельниц и классификаторов и крупностью частиц

Содержание класса -0.074мм, в, %	30	40	50	60	70	80	90	95
Условная максимальная крупность dн, мм	-	0.43	0.32	0.24	0.18	0.14	0.094	0.074

По заданию в19 = 78 %,тогда в соответствии с данными табл. 3.17dн = 0.148 мм или 148 мкм.

Ориентировочные данные для выбора гидроциклонов приведены в табл. 3.18.



Таблица 3.18. Основные параметры гидроциклонов с углом конусности 200

Диаметр гидроциклона D, мм	Средняя производительность при p0 = 0.1 МПа, м3/ч	Крупность слива dн, мкм	Стандартный эквивалентный диаметр патрубков, мм
			питающего dпит.	сливного dc.	песковогоdп.
150	12-30	20-50	30-40	40-50	12-34
250	27-80	30-1...

Подобные документы

• Расчет качественно-количественной схемы операций дробления и грохочения руды

  Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.
  
  курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012
  

• Проект цеха дробления обогатительной фабрики АО "Казахалтын" рудника Бестобе

  Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.
  
  курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012
  

• Дробление, грохочение и подготовка сырья к обогащению

  Определение общей степени дробления для цеха дробления. Подбор степени дробления. Расчет и выбор дробилок, колосникового грохота. Расчет грохота второй стадии дробления. Расчет схемы измельчения и выбор оборудования для измельчения и классификации.
  
  курсовая работа [518,6 K], добавлен 20.01.2016
  

• Дробление, измельчение и подготовка руд к обогащению

  Выбор и обоснование схемы дробления и измельчения, дробильного, классифицирующего и измельчительного оборудования. Характеристика крупности исходной руды. Расчет стадий дробления, грохотов, мельниц, классификатора. Ситовые характеристики крупности.
  
  курсовая работа [1,7 M], добавлен 19.11.2013
  

• Расчет качественно-количественной схемы работы дробильно-сортировочного комплекса

  Расчет операции дробления и грохочения. Выбор типоразмера дробилки. Расчет фракционного состава дробленого продукта. Определение выходов и объемов промежуточного продукта. Расчет размерных параметров виброгрохота и определение рабочей площади грохочения.
  
  курсовая работа [1,6 M], добавлен 01.06.2012
  

• Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды

  Качественно-количественные операции флотации железной руды. Расчет процесса дробления-грохочения, крупности и выхода продуктов. Показатели обогащения: выход концентратов, хвостов; содержание компонентов. Технологическая эффективность процессов обогащения.
  
  курсовая работа [66,6 K], добавлен 20.12.2014
  

• Разработка проекта цеха рудоподготовки производительностью 1800 тонн в сутки

  Особенности и этапы осуществления технологии дробления. Уточненный расчет схемы грохочения. Выбор и расчет дробилок. Определение потребности оборудования для рудоподготовки, вспомогательного оборудования. Положения техники безопасности в цехе дробления.
  
  курсовая работа [83,3 K], добавлен 12.01.2015
  

• Дробление, измельчение и подготовка сырья к обогащению

  Расчет количественной схемы добывания, дробления, грохочения полезных ископаемых и выбор основного оборудования для их измельчения. Выбор спиральных классификаторов и мельниц. Определение массы и выхода второго, третьего, четвертого и пятого продуктов.
  
  курсовая работа [184,8 K], добавлен 25.05.2019
  

• Оборудование для дробления

  Выбор и расчет основного технологического оборудования процесса переработки минерального сырья, питателей. Расчет операций грохочения. Выбор и обоснование количества основного оборудования, их технические характеристики, назначение и основные функции.
  
  курсовая работа [379,9 K], добавлен 17.10.2014
  

• Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

  Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
  
  курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015
  

• Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

  Геологическая характеристика Учалинского месторождения. Нормы и параметры процессов дробления и грохочения. Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике. Теоретические основы процесса измельчения и классификации руды.
  
  курсовая работа [55,7 K], добавлен 13.11.2011
  

• Изучение процессов дробления и грохочения

  Технические характеристики щековой дробилки. Проведение ситового анализа руды и продуктов обогащения сухим способом и построение характеристик крупности. Знакомство с работой щековой дробилки и плоскокачающегося грохота в лабораторном исполнении.
  
  лабораторная работа [593,2 K], добавлен 27.05.2015
  

• Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

  Характеристика исходной руды. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики. Выбор и расчет дробилок и грохотов. Расчет производительности измельчительных мельниц. Расчет гидроциклонов, схем цепей.
  
  курсовая работа [433,0 K], добавлен 08.07.2012
  

• Проект завода по выпуску щебня из гранита

  Характеристика исходной горной массы. Выбор способа и обоснование технологической схемы производства. Эффективность операций грохочения. Изучение крупности продуктов дробления. Анализ насыпной плотности исходной горной массы и готовой продукции.
  
  курсовая работа [117,4 K], добавлен 14.12.2021
  

• Схемы абсорбционных установок

  Описание схем абсорбционной установки с рециркуляцией поглотителя, с последовательным соединением абсорберов, с рециркуляцией поглотителя в абсорбере. Физико-механические основы измельчения кусков твердого материала. Затраты энергии на процессы дробления.
  
  контрольная работа [436,8 K], добавлен 05.12.2010
  

• Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Гусевогорского месторождения

  Технология обогащения железной руды на Гусевогорском месторождении. Расчёт технологии рудоподготовительного цикла, схема и технологический режим дробления. Расчёт основного оборудования обогащения. Модернизация сепараторов 2пбс 90/250а в цехе обогащения.
  
  дипломная работа [11,8 M], добавлен 02.06.2010
  

• Проектирование щековой дробилки

  Обзор основных конструкций щековых дробилок. Определение геометрических параметров дробилки: параметры камеры дробления, угла захвата, хода сжатия. Определение частоты вращения эксцентрикового вала, производительности, работы дробления и мощности привода.
  
  курсовая работа [833,6 K], добавлен 14.11.2017
  

• Характеристика щековой дробилки

  Щековая дробилка как камнедробильное оборудование, которое широко распространенно в мире для дробления руды и массивных материалов средней зернистости. Анализ кинематической схемы щековой дробилки. Этапы расчета мощности электродвигателя оборудования.
  
  дипломная работа [4,1 M], добавлен 25.04.2014
  

• Технологические процессы металлургии

  Особенности горно-обогатительного производства. Характеристика перерабатываемых руд. Технология получения железорудных концентратов. Выбор оборудования для дробления, измельчения, обогащения. Технология доменного производства чугуна, выбор доменных печей.
  
  курсовая работа [542,1 K], добавлен 27.12.2012
  

• Расчет мартеновской плавки

  Определение среднего состава металлошихты, состава металла по расплавлении, количества руды в завалку, количества шлака, образующегося в период плавления, состава металла перед раскислением, количества руды в доводку. Расчет материального баланса.
  
  курсовая работа [135,8 K], добавлен 25.03.2009
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам